一种高体中磁黄矿可浮性的强化方法及其应用

申请号 CN201710305966.X 申请日 2017-05-03 公开(公告)号 CN106964493A 公开(公告)日 2017-07-21
申请人 西安建筑科技大学; 发明人 卜显忠; 丁一豪; 王朝; 陈帆帆; 高珂;
摘要 一种高 钙 水 体 中磁黄 铁 矿可浮性的强化方法,在高钙水体浮选磁黄铁矿的过程中,采用 草酸 、 酒石酸 、 柠檬酸 等 有机酸 络合剂络合矿浆中的钙离子并清洗磁黄铁矿表面的亲水层,然后再以 硫酸 铜 活化。该方法可以有效提高磁黄铁矿的可浮性,能够应用于 磁铁 矿 脱硫 等涉及磁黄铁矿可浮性的工业过程中。处理含硫量0.8%~1.5%的 磁选 铁精矿时,经过一粗两精两扫,硫脱除率75%~86%,铁损失率不超过5%。本 发明 提高了高钙水体中磁黄铁矿的可浮性,且能够在不改变原有流程的情况下改善磁铁矿浮选脱硫指标。
权利要求

1.一种高体中磁黄矿可浮性的强化方法,其特征在于,在高钙水体浮选磁黄铁矿的过程中,用有机酸络合剂络合矿浆中的Ca2+,并清洗表面亲水层,再加入硫酸活化后用异戊基黄药捕收,从而提高磁黄铁矿的浮选回收率。
2.根据权利要求1所述高钙水体中磁黄铁矿可浮性的强化方法,其特征在于,所述高钙水体中钙离子浓度为1×10-3mol/L~5×10-2mol/L。
3.根据权利要求1所述高钙水体中磁黄铁矿可浮性的强化方法,其特征在于,所述有机酸络合剂为草酸酒石酸柠檬酸
4.根据权利要求1所述高钙水体中磁黄铁矿可浮性的强化方法,其特征在于,所述有机酸络合剂浓度为1×10-3mol/L~6×10-3mol/L,以摩尔数计有机酸络合剂加入量为Ca2+总量的2~3倍。
5.根据权利要求1所述高钙水体中磁黄铁矿可浮性的强化方法,其特征在于,所述硫酸-4 -3
铜浓度为5×10 mol/L~1×10 mol/L,加入量为200~500g/t。
6.根据权利要求1所述高钙水体中磁黄铁矿可浮性的强化方法,其特征在于,所述异戊基黄药浓度为1×10-4mol/L~2×10-4mol/L,加入量为100~300g/t。
7.根据权利要求1所述强化高钙水体中磁黄铁矿可浮性的方法,其特征在于,能够把磁黄铁矿回收率提高15~40个百分点。
8.权利要求1所述强化高钙水体中磁黄铁矿可浮性的方法用于提高磁铁矿浮选脱硫效果的用途。
9.根据权利要求8所述的用途,其特征在于,采用一粗两精两扫的流程,粗选时间3~5分钟,扫选时间5~8分钟,精选时间3~5分钟。
10.根据权利要求8所述的用途,其特征在于,处理含硫量0.8%~1.5%的磁选铁精矿,硫脱除率75%~86%,铁损失率不超过5%。

说明书全文

一种高体中磁黄矿可浮性的强化方法及其应用

技术领域

[0001] 本发明属于矿物加工技术领域,特别涉及一种高钙水体中磁黄铁矿可浮性的强化方法及其应用。

背景技术

[0002] 磁黄铁矿浮选通常选择弱酸性条件下用硫酸活化,然后用黄药类捕收剂捕收。但高钙水体中磁黄铁矿的浮选速率和回收率均受到严重影响,硫酸铜活化后选别指标仍然不理想。

发明内容

[0003] 为了克服上述现有技术的缺点,本发明的目的在于提供一种高钙水体中磁黄铁矿可浮性的强化方法及其应用,能够把磁黄铁矿回收率提高15~40个百分点。
[0004] 为了实现上述目的,本发明采用的技术方案是:
[0005] 一种高钙水体中磁黄铁矿可浮性的强化方法,在高钙水体浮选磁黄铁矿的过程中,用有机酸络合剂络合矿浆中的Ca2+,并清洗表面亲水层,再加入硫酸铜活化后用异戊基黄药捕收,从而提高磁黄铁矿的浮选回收率。
[0006] 所述高钙水体中钙离子浓度为1×10-3mol/L~5×10-2mol/L。
[0007] 所述有机酸络合剂为草酸酒石酸柠檬酸
[0008] 所述有机酸络合剂浓度为1×10-3mol/L~6×10-3mol/L,以摩尔数计有机酸络合剂加入量为Ca2+总量的2~3倍。
[0009] 所述硫酸铜浓度为5×10-4mol/L~1×10-3mol/L,加入量为200~500g/t。
[0010] 所述异戊基黄药浓度为1×10-4mol/L~2×10-4mol/L,加入量为100~300g/t。
[0011] 所述强化高钙水体中磁黄铁矿可浮性的方法可用于提高磁铁矿浮选脱硫效果。采用一粗两精两扫的流程,粗选时间3~5分钟,扫选时间5~8分钟,精选时间3~5分钟。处理含硫量0.8%~1.5%的磁选铁精矿,硫脱除率75%~86%,铁损失率不超过5%。
[0012] 本发明的原理是:
[0013] 申磁黄铁矿表面极易化,高钙体系中的Ca2+能够与这些氧化产物作用,在磁黄铁矿表面生成一层硫酸钙亲水薄膜,这层亲水薄膜形成表面占位,阻止了Cu2+对磁黄铁矿的活化作用,使得磁黄铁矿可浮性很差。这对工业生产中涉及磁黄铁矿可浮性的类似磁铁矿浮选脱硫等问题的解决带来了很大的困难。本发明采用有机酸络合剂络合Ca2+,有效克服上述问题。
[0014] 与现有技术相比,本发明流程结构简单,药剂用量少,操作方便,能够实现对资源的高效回收与利用。附图说明
[0015] 图1是本发明应用于磁选铁精矿浮选脱硫的流程图

具体实施方式

[0016] 下面结合附图和实施例详细说明本发明的实施方式。
[0017] 实施例1
[0018] 一种高钙水体中磁黄铁矿可浮性的强化方法,在钙离子浓度为1×10-3mol/L磁黄铁矿单矿物浮选体系中,用浓度为1×10-3mol/L的草酸络合矿浆中的Ca2+并清洗表面亲水层,以摩尔数计草酸加入量为Ca2+总量的2倍。再加入硫酸铜活化后用异戊基黄药捕收。
[0019] 所述的磁黄铁矿单矿物浮选体系矿浆浓度为30%;硫酸铜浓度为5×10-4mol/L,加入量为200g/t;异戊基黄药浓度为1×10-4mol/L,加入量为100g/t。
[0020] 与不加草酸的选别方案相比,该方法提高磁黄铁矿回收率15个百分点。
[0021] 采用该方法处理TFe品位65.72%、含硫量1.16%的磁选铁精矿,参照图1,采用一粗两精两扫的流程,其中粗选时间3分钟、扫选时间5分钟、精选时间3分钟,硫脱除率达到75%,铁损失率3.6%。
[0022] 实施例2
[0023] 一种高钙水体中磁黄铁矿可浮性的强化方法,在钙离子浓度为5×10-3mol/L磁黄-3 2+铁矿单矿物浮选体系中,用浓度为3×10 mol/L的酒石酸络合矿浆中的Ca 并清洗表面亲水层,以摩尔数计酒石酸加入量为Ca2+总量的2.5倍。再加入硫酸铜活化后用异戊基黄药捕收。
[0024] 所述的磁黄铁矿单矿物浮选体系矿浆浓度为30%;硫酸铜浓度为8×10-4mol/L,加入量为300g/t;异戊基黄药浓度为1.3×10-4mol/L,加入量为150g/t。
[0025] 与不加酒石酸的选别方案相比,该方法提高磁黄铁矿回收率26个百分点。
[0026] 采用该方法处理TFe品位65.72%、含硫量1.16%的磁选铁精矿,参照图1,采用一粗两精两扫的流程,其中粗选时间4分钟、扫选时间6分钟、精选时间4分钟,硫脱除率达到81%,铁损失率4.8%。
[0027] 实施例3
[0028] 一种高钙水体中磁黄铁矿可浮性的强化方法,在钙离子浓度为1×10-2mol/L磁黄铁矿单矿物浮选体系中,用浓度为3×10-3mol/L的柠檬酸络合矿浆中的Ca2+并清洗表面亲水层,以摩尔数计柠檬酸加入量为Ca2+总量的2倍。再加入硫酸铜活化后用异戊基黄药捕收。
[0029] 所述的磁黄铁矿单矿物浮选体系矿浆浓度为30%;硫酸铜浓度为7×10-4mol/L,加入量为300g/t;异戊基黄药浓度为1.5×10-4mol/L,加入量为130g/t。
[0030] 与不加柠檬酸的选别方案相比,该方法提高磁黄铁矿回收率40个百分点。
[0031] 采用该方法处理TFe品位65.72%、含硫量1.16%的磁选铁精矿,参照图1,采用一粗两精两扫的流程,其中粗选时间5分钟、扫选时间8分钟、精选时间5分钟,硫脱除率达到86%,铁损失率4.6%。
[0032] 实施例4
[0033] 一种高钙水体中磁黄铁矿可浮性的强化方法,在钙离子浓度为5×10-2mol/L磁黄-3 2+铁矿单矿物浮选体系中,用浓度为6×10 mol/L的柠檬酸络合矿浆中的Ca 并清洗表面亲水层,以摩尔数计柠檬酸加入量为Ca2+总量的3倍。再加入硫酸铜活化后用异戊基黄药捕收。
[0034] 所述的磁黄铁矿单矿物浮选体系矿浆浓度为30%;硫酸铜浓度为1×10-3mol/L,加入量为500g/t;异戊基黄药浓度为2×10-4mol/L,加入量为300g/t。
[0035] 与不加柠檬酸的选别方案相比,该方法提高磁黄铁矿回收率34个百分点。
[0036] 采用该方法处理TFe品位66.38%、含硫量0.8%的磁选铁精矿,参照图1,采用一粗两精两扫的流程,其中粗选时间4分钟、扫选时间5分钟、精选时间3分钟,硫脱除率达到79%,铁损失率2.8%。
[0037] 实施例5
[0038] 一种高钙水体中磁黄铁矿可浮性的强化方法,在钙离子浓度为1×10-3mol/L磁黄-3 2+铁矿单矿物浮选体系中,用浓度为1×10 mol/L的柠檬酸络合矿浆中的Ca 并清洗表面亲水层,以摩尔数计柠檬酸加入量为Ca2+总量的2.3倍。再加入硫酸铜活化后用异戊基黄药捕收。
[0039] 所述的磁黄铁矿单矿物浮选体系矿浆浓度为30%;硫酸铜浓度为5×10-4mol/L,加-4入量为200g/t;异戊基黄药浓度为1×10 mol/L,加入量为120g/t。
[0040] 与不加柠檬酸的选别方案相比,该方法提高磁黄铁矿回收率28个百分点。
[0041] 采用该方法处理TFe品位64.52%、含硫量1.5%的磁选铁精矿,参照图1,采用一粗两精两扫的流程,其中粗选时间5分钟、扫选时间7分钟、精选时间5分钟,硫脱除率达到82%,铁损失率3.9%。
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